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文档简介
贵州祥泰煤业投资有限公司
习水县泰龙煤矿
110803运输巷掘进作业规程
2019年6月
110803运输巷掘进作业规程
会审意见表
时间:地点:
会审人员
矿长安全副总
总工程师生产副总
安全矿长通风副总
生产矿长地测副总
机电矿长机电副总
调度室
会审意见
目录
第一章概况................................................................................2
第一节概述...............................................................................2
第二节编写依据.............................................................................2
第二章地面相对位置及地质情况................................................................3
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况.......................................................3
第二节煤(岩)层赋存特征...................................................................3
第三节地质构造.............................................................................4
第四节水文地质.............................................................................4
第三章巷道布置及支护说明....................................................................5
第一节巷道布置.............................................................................5
第二节矿压观测............................................................................5
第三节支护设计.............................................................................6
第四节支护工艺............................................................................10
第四章施工工艺..............................................................................15
第一节施工方法............................................................................15
第二节装载与运输..........................................................................17
第三节管线及轨道敷设......................................................................18
第四节设备及工具配备......................................................................19
通
第
节
凤20
一
压
第
节23
二
凤
瓦
第
节23
三
鹦
综
第
节24
四
防
第
节25
五2
安
第
节26
六
供
节
第27
七
黑
排
节
第28
八
节
第
九
节
第
十
照明、通信和信号29
第六章劳动组织及主要技术经济指标...........................................................29
第一节劳动组织............................................................................29
第二节作业循环............................................................................30
第三节主要技术经济指标....................................................................30
第七章安全生产标准化.......................................................................31
第八章安全技术措施.........................................................................32
第一节施工准备............................................................................32
第二节一通三防............................................................................33
第三节顶板管理............................................................................36
第四节防治水..............................................................................39
第五节机电..............................................................................41
第六节运输..............................................................................43
第七节爆破安全措施.........................................................................45
第八节其他..............................................................................48
第九章灾害应急措施及避灾路线...............................................................49
1
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称、位置及相邻关系
该工程为矿井110803采面回采时的运输巷道,巷道位于副斜井以东。
按原110803运输巷方位向前掘进,水平标高+989.9m,方位角43°,沿煤层走向掘进;
巷道掘进工程量77m。
二、巷道用途、性质、设计长度等。
该掘进工作面设计长度为77m,主要是担负110803回采工作面的进风、行人、运输等任
务。
附图1:巷道平面位置关系示意图。
第二节编写依据
一、巷道工程设计
《110803运输巷巷道设计布置图》
二、地质说明书。
《110803运输巷掘进工作面地质说明书》。
三、矿压观测资料。
根据矿井巷道矿山压力观测可知,110803运输巷巷道矿压显现轻微,对巷道使用影响较
小。
四、其他技术规范。
1、《安全生产法》;
2、《煤矿安全规程》(2016);
3、《煤矿安全生产标准化基本要求及评分方法》;
4、《煤矿作业规程编制指南》;
5、贵州省其他相关安全技术规定。
2
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
一、对应地表情况
该采面对应地面标高+1165m-+l185m,地面为山坡,地势北低南高,对应地表无水体、民
房、桥梁,公路,该区段进行采掘活动时,对地表无影响。
110803运输巷西北翼为原C8采空区,东翼为C8原生态煤层,南部为回风斜井,顶部为
原生态岩层,无其它采掘活动。
二、临近采区情况
该掘进工作面在矿井东侧,根据收集的相关资料显示,该区域西北翼为原C8采空区,
在采区施工中要留设足够的隔水煤岩柱,特别加强探放水工作。在施工过程中必须严格坚持
“物探先行、钻探验证”和“有掘必探、先探后掘”的原则,确保施工安全。
第二节煤(岩)层赋存特征
一、煤(岩)层厚度、结构及岩性
C8煤层位于龙潭组下部,下距C12煤层31m左右。巷道范围煤层结构简单,厚度变化较
小,煤层倾角平均16°,煤层顶板为黑色薄层状含黄铁矿粉岩,底板为灰白色厚层状含黄铁
矿铝土质泥岩。煤层厚度2.0〜2.4m,平均厚度2.2m,属半暗-半亮型块煤,为中灰,低硫、
特高热值无烟煤。结构以条带状、均一状为主,次为透明状;坚硬系数III级。
顶板:顶板为粉砂岩,强度较低,稳定性差。
底板:底板为泥岩,强度较低,易风化破碎。
二、巷道瓦斯涌出量、瓦斯等级、煤与瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向、煤尘爆炸指
数、地温等
根据贵州省能源局《关于对2018年贵州省煤矿瓦斯等级鉴(测)定结果的公告》,泰龙
煤矿2018年矿井瓦斯等级鉴定结果为:矿井绝对瓦斯涌出量3.71m3/min,相对瓦斯涌出量
33.08m3/t,采面最大瓦斯涌出量2.27m3/min,掘进面最大瓦斯涌出量1.3m3/min,因此,泰
龙煤矿2018年瓦斯等级鉴定为高瓦斯矿井。
根据贵州省能源局文件(黔能源煤炭[2011]785号)《关于对习水县民化乡泰龙煤矿
C8、C12煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的批复》,C8和C12煤层分别在标高+938m、+936m
以上不具有煤与瓦斯突出危险性。
根据2015年4月中煤科工集团重庆研究院提交的习水县泰龙煤矿C8煤层煤尘爆炸性鉴
3
定检验报告,习水县泰龙煤矿C8煤层为无煤尘爆炸性。
根据2015年7月中煤科工集团重庆研究院提交的习水县泰龙煤矿C8煤层煤自燃倾向性
鉴定报告,习水县泰龙煤矿C8煤层自燃倾向性为III级,属于不易自燃煤层。
本矿及周围其它相邻矿井没有发生冲击地压的情形,根据多年生产表明,矿井无冲击地
压危险。
区内未发现地温异常区,地温正常。
第三节地质构造
区域主体构造为桑木场背斜。井田位于桑木场背斜中段北西翼之次级龙宝背斜北东段近
轴部一带,属构造简单之单斜构造。地层走向北东、倾向南东155〜165°;倾角10°-21°,
总体表现为近轴部(地表)缓(10°〜16°),向南东伸逐渐变徒(15°~21°),平均倾
角约16°。该区域根据以往揭露地质资料分析得出此区段存在两条正断层(Fl、F2),总体
地质构造相对简单。
第四节水文地质
1、地表水体
泰龙煤矿所在区域位于黔中高原北部。属长江流域赤水河水系。区内地形以中山为主,
内部多盆地和缓坡,境内碳酸盐类岩石广泛分布,岩溶地貌如溶丘、洼地、峰丛、溶斗、伏
流等分布普遍。区内地下水主要分为碳酸盐岩溶水、裂隙水、部分为孔隙水。碳酸盐岩溶水
分布于裸露及半裸露岩溶山区,泉水流量大;裂隙水为大气降水渗入风化裂隙、构造裂隙而
形成,泉水流量小。矿区位于贵州高原向四川盆地过渡的斜坡地带属大娄山脉南西段和长江
流域赤水河水系,为低中山地貌类型,地形起较小。区内最高海拔1420m(北东部左鸡山顶),
最低海拔995m(矿区南部),相对高差425m。区域上水系不发育。
2、采空区及老窑积水对巷道范围的充水影响
110803运输巷上部为C5煤层未开采原生煤体,该区域下部为C12煤层已部分开采区域,
在掘进过程中,必须防止裂隙、构造水存在,必须严格执行“预测预报、有掘必探、先探后
掘、先治后采”水害防治十六字原则,防止突水,确保矿井安全生产。
3、构造破碎带对矿床充水的充水影响
矿区断层不发育,但弱发育于以塑性岩石为主的含煤地层中的小断层也具有微弱的含水、
导水性能,对矿井充水有一定影响。
4
防治水措施:制定专项探放水设计和措施,对工作面进行超前物探,并钻探验证。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、巷道开口位置、方位、工程量。
1、110803运输巷设计长度77m,按原110803运输巷方位向前掘进,水平标高+989.9m,
方位角43°,沿煤层走向掘进。
2、巷道断面形状为梯形,掘进断面宽度3000mm、高度2300mm(中高)。该巷道服务时
间预计约1年。
3、根据地测科门给定的中腰线进行施工。
二、施工断面及支护方式
110803运输巷采用锚网索支护;巷道掘进过程中遇构造带等,则补打锚索加强支护;
110803运输巷掘进采用梯形断面,掘宽3.0m,净宽2.8m,掘高2.3,净高2.2(巷道中高)。
三、巷道开口施工
1、开口前必须准备好开口的准备工作,各种设备、设施安装调试并验收合格。
2、对开口位置前后10m采用015.24x6.3m锚索,在原来支护的基础上补打一组锚索。
3、加固支护完成后采用钻爆法开口,施工时工作面一次成型。
四、特殊地点的支护
1、根据施工需要,掘进过程中如果需要施工洞室、巷道交叉点、遇断层、顶板破碎等特
殊情况时必须加固支护。
2、施工碉室时,碉室施工位置顶板必须完好。
3、巷道交叉口前后10m应采用015.24x6.3m锚索加固支护,支护间排距1.6mxl.6m。
4、断层、顶板破碎锚索采用015.24x6.3m锚索加固支护,支护间排距1.6mx0.8m。
5、遇不能施工锚杆锚索支护时可采用金属棚支护方式进行支护(另补充单项施工措施)。
附图2:支护断面图
第二节矿压观测
一、矿压观测
1、观测对象:110803运输巷。
2、观测内容:巷道顶板离层量,顶底板相对移近量,锚杆、锚索的载荷及锚固力。
5
3、观测方法:
(1)巷道交叉口位置开始安设顶板离层仪,巷道每掘进50m安设一个顶板离层观测仪,
顶板破碎段每隔30m安设一个。
顶板离层仪每7天观测一次,观测顶板离层仪深部离层位移量和浅部离层位移量。
(2)用MLJ-40CT)拉力计检测顶、帮锚杆锚固力,每30m一组,每组3根(顶部一根,
两帮各一根)。
三、数据处理:
1、每7天对每个测站进行顶板离层量、顶底板相对移近量进行观测、记录、存档;对
锚杆、锚索荷载进行测试、记录并存档。
2、施工队每隔30m对锚杆锚固力进行测试,每组测试3根(两帮、顶板各1根),并
记录存档。
第三节支护设计
一、110803运输巷煤层位于龙潭组上部,顶板为粉砂岩,泥质胶结,力学强度中等(具
体见C8探煤巷地质说明书)。针对上述情况,该工作面所掘巷道永久支护全部采用锚杆+钢
筋网+锚索联合支护,在构造带时,或者顶板破碎时采用锚索加钢筋梯加强支护。
二、采用锚网支护时锚网支护设计如下:
(一)锚网索支护材料及规格
1、巷道顶部、帮部均选用018mmX2000mm的螺纹钢锚杆,间距为800mm、排距为800mm;
托盘规格为120mmmX120mmX10mm(厚),其中心孔略大于锚杆1〜2mm;锚固剂每根锚杆安
装2支,药卷规格K2335;并保证锚杆外露长度不大于40mm。
钢筋网采用①6mm钢筋焊接加工,每片网的规格为长X宽=2000mmX1000mm,100X100mm
矩形网目,网片搭接不小于100mm,利用锚杆固定,网片与网片之间每隔200mm用14#铁丝绑
扎牢固。
锚索规格为615.24mmX6300mm的钢绞线,锚索托盘规格为250mmX250mmX10mm,锚索
间排距为1600X1600mm,每根锚索使用锚固剂4支,药卷规格K2335,托盘必须紧贴顶板,
锁牢锁紧。
2,质量检验参数:
顶锚杆锚固力不小于70kN,扭力矩不小于120N•m;帮锚杆锚固力不小于50kN,扭力矩
不小于60N•m;015.24mm锚索预紧力不小于120kN,锚固力不小于230kN。
(-)采用计算法校核支护参数(按梯形断面,巷宽3000mm、巷高2300mm校核)
6
1、巷道顶部锚杆通过悬吊作用,巷道帮部锚杆通过加固帮体作用,达到支护效果的条
件,应满足:L2L1+L2+L3
式中L---锚杆总长度,m;
L1一一锚杆外露长度,口=垫板厚度+螺母厚度+螺母外杆体长度,其取值为0.1m;
L2——有效长度(顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b,帮锚杆取帮破碎深度c),m;
L3——锚杆的锚固段长度,按锚固长度0.6m计算;
其中围岩松动圈冒落高度
b=/顶
c=”ta«45。—葭]
式中B---巷道掘进荒宽3.0m;
H——巷道掘进荒高,高帮2.3m;
f顶一一顶板岩石普氏系数,取/项=3;
8——两帮围岩的似内摩擦角,o=arctai(Aj=7L5;
b=[3.0/2+2.3Xtan(45-71.5/2)]/3=0.62m
c=2.3Xtan(45-71.5/2)=0.37m
依据上述公式计算
顶锚杆长:L顶=L1+L2+L3=O.lm+0.62m+0.6m=1.32m,实际取2.0m。
帮锚杆长:L帮=L1+L2+L3=O.lm+0.37m+0.6m=1.07m,实际取2.0m。
2、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆直径
锚杆的直径按杆体的承载力与锚固力等强度原则确定,即
d=35.52Y国bi=35.52X^至375=12.97mm
式中:d---锚杆杆体直径,mm;
Q一一锚固力,按选取直径大于18mm的螺纹钢锚杆和施工初期的锚固工艺掌握程度,按
50kN计算;
——杆体抗拉强度,按选取锚杆的技术参数取为375MPa。
故锚杆的计算直径:d=12.97mm,实际锚杆直径取18mm符合要求。
3、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距:
7
a<
式中:a---锚杆间排距,m;
G---锚杆设计锚固力,7OKN/根;
L2一—锚杆的有效长度,顶锚杆取b,帮锚杆取c;
,一一被悬吊岩层的容重,取25.6KN/m3;
K——安全系数,一般取K=2。
>
顶锚杆:a<=1.48,实际顶锚杆间距0.8m,排距0.8m。
'i
帮锚杆:a<=1.92,实际帮锚杆间距0.8m,排距0.8m。
4、锚索通过悬吊作用,达到支护效果的条件,应满足:L2L1+L2+L3
式中:L---锚索总长度,6m;
L1——锚索外露长度(包括钢筋网、托板、锁具厚度),0.3m;
L2——有效长度(锚索取围岩松动圈冒落高度b),经计算b=0.62m;
L3一一锚入岩(煤)层内深度,m。
匕3=锚固剂体积/锚索眼面积与锚索横截面之差(锚固剂型号;CK2335,使用数量:4根,
锚索直径:15.24mm,锚索眼直径:28mm)
带入公式得L3=L73m
L^L1+L2+L3=O.30m+0.62m+l.73m=2.65m,实际取6.3m。
5、锚索长度校核,应满足L=La+Lb+Lc+Ld
式中:’---锚索总长度,m;
La一一锚索深入到较稳定岩层的锚固长度,m;
.盍传会:
其中:-——安全系数;(取2)
——锚索直径;(15.24mm)
"——锚索抗拉强度,N/mm2;(1426)
"——锚索与锚固剂的粘合强度,N/mm2;(10)
带入公式得La»l.1m
8
'----需要悬吊的不稳定岩层厚度,m;(取2.5m)
,,——托板及锚具的厚度,m;
----外露张拉长度,m;
Lc+Ld=O.30m
带入公式L=La+Lb+Lc+Ld21.lm+2.5m+0.30m23.9m
以上得出:我矿锚索长度为6.3m满足设计要求。
6、悬吊理论校核锚索间距:
根据地质钻孔状分析,为防止巷道顶板岩层发生大面积跨落,用015.24mm、L=6300mm(锚
入砂岩不小于1500mm深)的钢绞线。将锚杆加固的“钢筋梯”整体悬吊于岩层中,校核锚索
间距,冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。此时,靠巷道两帮的角
锚杆和锚索一起发挥悬吊作用,在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下,取垂直方向力的平
衡,可用下式计算锚索间距。
L<nF2/[BHy-(2Flsin9)/LI]
式中L---锚索排距,m;
B——巷道最大冒落宽度,取3.0m;
H——巷道冒落高度,按最严重冒落高度取2.3m;
Y——岩体容重,26kN/m3;
L1---锚杆排距,0.8m;
Fl---锚杆锚固力,70kN;
F2——锚索极限承载力,取260kN;
0一一角锚杆与巷道顶板的夹角,70。;
n—锚索排数,取1。
LW1X260/[3.0X2.3X26-(2X70Xsin70)/0.8]=16.8
通过以上计算:施工时锚索选取直径为15.24mm,长度为6.3m,间距为1.6m,排距为
1.6m。锚杆选用直径为18mm,长度为2.0m,间距为0.8m,排距为0.8m。
三、特殊支护
当巷道出现淋水、过断层、顶板破碎严重、有冒落险情、顶板岩性变化时,缩小锚杆和
锚索间排距,另附补充安全措施。
四、巷道开口处支护
巷道开口时,在开口处距巷帮0.4m距离和巷中,顺巷各打一排615.24X6300mni加强锚
9
索,并锚固到稳定岩层中,锚索间距1.6m,每排打注4根加强锚索,配250mmX250mmXI5mm
托板。
五、巷道断面见下表
断面断面尺寸(m)净断面毛断面
巷道名称支护
形状净宽毛宽净高毛高(m2)(m2)
]10803运辘锚网索梯形2.83.02.22.36.166.9
第四节支护工艺
一、支护材料
1.锚杆采用直径为018mm,长2.0m螺纹钢锚杆,锚索采用直径为015.24mm,长度为6.3m
锚索。
2.距施工点50m〜80m范围内准备如下足够支护材料:施工用的材料、锚杆、锚固剂、
金属方托板、螺帽、锚网、锚索等。
3.各种材料必须分类堆码整齐,挂牌管理,备用量足够,并不得影响通风、运输及行人
等。
二、支护形式、材料规格及锚杆锚索间排距
一)110803运输巷支护形式:
1、顶板采用螺纹钢锚杆、钢筋网、锚索联合支护(过构造等情况补打锚索)。
2、巷道帮部:采用螺纹钢锚杆、钢筋网联合支护
3、锚网与锚网之间压接长度为100mm。
二)支护材料规格、锚杆锚索间排距、网片联结:
1、顶板
①锚杆:采用螺纹钢制作,锚杆直径中18mm、长度2000mm,锚杆间排距800mmX800mm,
每排共打注4根锚杆。
②锚杆托板:采用10mm厚钢板加工制作,规格:长X宽X厚=120mmX120mmX10mm。
③网片:钢筋网采用中6mm钢筋焊接加工,每片网的规格为长X宽=2000mmX1000mm,100
X100mm矩形网目。
④锚索:采用中15.24mm的钢较线,锚索长度6300mm,间排距1600mmX1600mm,每两排
打注1根锚索。
⑤锚索托板:采用15mm厚的钢板加工制成,规格:长义宽义厚=250mmX250mmX10mm。
io
⑥药卷:采用MSK2335树脂药卷作为锚固剂。锚杆使用2支,端头锚固长度不小于500mm;
锚索使用4支,端头锚固长度不小于1000mm。
2、巷帮
①锚杆:采用螺纹钢锚杆,锚杆直径中18mm、长度2000mm,锚杆间排距800mmX800mm,
每排共打注6根锚杆。
②锚杆托板:金属托板采用10mm厚钢板加工制作,规格:长X宽X厚=120mmXl20mm
X10mm。
③网片:钢筋网采用①6mm钢筋焊接加工,每片网的规格为长X宽=2000mmX1000mm,100
X100mm矩形网目。
④药卷:采用2支MSK2335树脂药卷作为锚固剂,锚杆端头锚固长度不小于500mm。
三、锚杆安装工艺
1.打锚杆眼:
①打锚杆眼前,首先要严格按中线检查巷道断面规格,不符合设计要求时必须先进行处
理再打注。
②打锚杆眼前,必须按照由外向里、先顶后帮的顺序进行敲帮问顶,及时用长钎将活肝
危石处理掉,必须随时保持安全退路畅通。在确认无安全威胁后方可作业。在施工过程中要
注意观察围岩变化情况,并要进行经常性的敲帮问顶工作,确保施工安全。
③打眼前必须采取有效的临时支护措施,防止悬肝伤人;进行支护时,必须在一组锚杆、
网完成,待所打锚杆、网有一定预应力后,方能撤除临时支护。在破碎带进行支护时,必须
按打一眼锚一眼的操作顺序作业,严禁将所有眼打完后再进行锚杆支护。
④打锚眼时眼位要准确,眼位误差不得超过100mm,眼向误差不得大于15°;锚杆眼深
度应与锚杆长度一致,打眼前应在钻杆上做好标记,严格按照规定的锚杆长度打锚杆眼。
⑤帮上采用YT-28型风钻打眼,顶板采用锚杆钻机打眼,锚杆眼深度为2.2m,锚眼直
径628mln,锚杆外露长度为10-40mm,与岩壁尽量保持垂直,打完眼后,要用压风把眼内的
积水、岩粉清理干净。
⑥锚固剂必须当班领用,锚固剂应放在无淋水、无掉研的包装盒内,未使用时不能打开
包装盒,下班后把未用完的锚固剂用塑料袋装好带出地面,交回领料处。
2.安装锚杆:
①安装锚杆前,应检查锚杆是否弯曲、树脂锚固剂是否失效,弯曲的锚杆应调直后再用。
失效的树脂锚固剂严禁使用。
②安装锚杆前应将眼孔内的积水、岩粉用压风冲洗干净,装树脂药卷前,先用锚杆插入
11
孔内测量锚杆眼深度,检查孔深是否符合要求,孔深不够时,应重新打眼达到安装要求。再
将树脂药卷按规定的数量送入眼底,随后将锚杆杆体插入锚杆眼内。
③安装锚杆时,用带有专用套筒的搅拌机,带动锚杆杆体旋转,将锚杆均匀旋入树脂锚
固剂,旋转(搅拌)时间:30±5秒。待停止旋转(搅拌)2分钟后,套上托板、螺帽,将其
初次预紧。lOmin以后用专用气扳机(或专用搬手)将螺帽最后拧紧。锚杆外露螺纹长度不
超过10-40mmo
④安装好的托板必须紧贴岩面,锚网与巷壁有空隙时,必须用材料进行填充,使锚网与
巷壁紧贴,如因锚杆眼角度使托板不能紧贴岩面时,必须在托板与岩面间加装契块,保证托
板受力均匀,锚固有效。
⑤施工队必须每班进行锚杆螺母紧固性检查,对上一班施工的锚杆必须逐根检查,松动
的螺帽必须立即用气扳机(或专用搬手)拧紧;对于不合格、失去支护作用的锚杆,必须重
新补锚。
四、锚索安装工艺
㈠、支护材料
锚索采用直径”15.24mm,长度6.3m的钢绞线。
㈡、安装方法
1、当巷道按设计要求支护合格后,用MQT-85型气动锚杆钻机配合S19中空六方接长式
钻杆和627mm双翼钻头湿式打眼。为保证孔深准确,必须在起始钻杆上用白色或黄色油漆(或
粉笔)标出终孔位置,并用压风将眼内残渣吹净。
2、打注树脂锚固剂前应检查其质量是否合格,以手感柔软为合格,不合格的严禁使用。
3、两人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔,确保锚固剂全部送到孔底。注意不要用
力过猛及不能反复抽拉锚索,以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。
4、锚索下端装上专用搅拌联接器,再将专用搅拌联接器尾部六方头插入锚杆钻机上。
5、一人扶住机头,一人操作锚杆机,边推进边搅拌,前半程用慢速旋转,后半程用快
速搅拌,搅拌时间控制在20〜30秒,确保搅拌均匀。
6、停止搅拌后,必须继续保持锚杆机的推力约3min,然后收回锚杆机。
7、lOmin后先卸下专用搅拌联接器,装上托板、锚具,并将其托到紧贴顶板的位置。
8、两人一起将张拉千斤顶套在锚索上并用手托住。然后开泵进行张拉,并注意观察压
力表读数,预紧力达到200KN以上后结束涨紧。
卸下涨拉千斤顶(注意用手接住,避免坠落),完成锚索的安装。
㈢、技术要求
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1、锚索应在迎头施工时与锚杆同时安装。
2、锚索孔深误差控制在0〜30mm。
3、锚索的外露长度控制在小于或等于300mm。
4、锚索在搅拌树脂药卷过程中不能停顿,要一气呵成,绝对不能反复搅拌,否则已开
始聚合反应的树脂分子链会遭到破坏,导致锚固失败。
5、搅拌树脂药卷后10〜15分钟涨拉锚索,涨拉预紧力控制在60〜80KN。
6、锚索安装48小时后,如发现预紧力下降,必须及时补拉。
7、锚索锚固力不低于200KN。
8、涨拉时发现锚固不合格的锚索,必须立即在其附近补打合格的锚索,或者用涨拉器
将不合格的锚索拨出,然后用钻机将原来的钻孔重新钻一遍,用压风吹净粉尘、残渣,重新
安装锚索。
锚杆、锚索质量监测:对锚杆锚固力检查,锚杆锚固力、扭力矩每300根锚杆检测不少
于一次,每次顶帮各检测一组,每组数量不少于三根。对锚索预紧力进行抽查,每20根至少
抽查一组,一组2根,有不合格的必须重新抽查2根,合格率达不到90%时,或有一根预紧
力低于标准值80%时,全部重新预紧。日常对锚索预紧力必须逐根检查,不合格的要重新进
行补打并预紧;锚杆、锚索测试记录存档。
质量验收标准表如下:
质量要求及允许误差(mm)
检查项目
合格优良
1、锚杆、锚索等材料的材
保证符合设计、作业规程及规范规定
质规格、品种、结构、弓踱
项目
2、锚固剂的材质、配比、
符合设计、作业规程及规范规定
规格、强度。
1、巷道净宽0~+1500~+100
2、巷道净高0~+1500~+100
基本最低值不小于设计值的最低值不小于设
3、锚固力(锚杆)
项目90%计值
最低值不小于设计值的预紧力不小于设
4,锚索预紧力
90%计值
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安装牢固、托板紧
安装牢固、托板基本紧贴
5、锚杆锚索施工质量贴煤壁,未接触部
煤壁不松动
分必须楔紧。
6、铺网质量符合作业规程规定
检查项目允许误差mm扭矩力
1、锚杆锚索间排距TOO〜+100顶锚杆70KN
允许偏2、锚杆、锚索孔深0~+50mm帮锚杆50KN
差3、锚杆角度W15°
项目4、锚杆外露长度露出螺扣10-40mm
5、锚索外露长度100~300mm120KN
6、锚索角度W±3°
五、临时支护方式
1、采用用2根6m长d)=80mm钢管作为临时支护。用专用前探梁卡扭接在靠近迎头靠近
巷帮两侧第二根永久支护顶锚杆上,前后前探梁卡为排距的2倍,前探梁穿过前探卡进入空
顶区,用2000X250X50mm的优质大板置于前探梁上,然后用木楔楔紧大板将顶板接实背牢
临时支护空顶区顶板。
2、特殊地段临时支护采用打临时点锚方式进行临时支护,临时点锚数量根据现场顶板
情况确定,但不得少于两颗,点柱采用2.8m内注式单体液压支柱,临时点柱采取带帽处理。
3、每次放炮后,班长、瓦斯员共同检查工作面通风情况、瓦斯情况、顶板和支护都无问
题后,班长和有经验的老工人两人配套进入工作面进行敲帮问顶,处理顶、帮活砰。处理顶、
帮必须在安全支护下由外向里进行,一人站在安全支护下用长柄工具处理顶板,一个观察顶
板,并清理好安全退路且保持畅通。
4、正式支护或临时支护距工作面掘进迎头不超过0.4m,临时支护的距离不超过两排锚
杆的排距,临时支护时间不超过8小时。
六、临时支护的架设方法
1.前移前探梁卡:完成一个循环深度后,作业人员站在工作台上将前探梁卡扭接(不少
于30mm)在靠近迎头巷帮两侧的顶锚杆上。
2.敲帮问顶:在专人监护下,由班组长站在永久支护完好、退路畅通的安全地点利用专
用工具由外向里进行敲帮问顶,敲掉帮顶活煤肝,使帮顶为实煤体。
3.铺顶网:作业人员迅速将要铺设的永久支护顶网与已支护铺设好的后一排顶网在左、
中、右各联3孔联接好。
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4.前串前探梁:工作台上2人合力将护顶大板横担在前探梁上后,两帮人员将顶网托起
交工作台两人,同时后面两人将前探梁推至迎头,工作台上人员配合将钢筋梯与顶网位置摆
放合适(保证锚杆打设间排距符合规定、与中线的相对位置及铺网居中)。
5.临时接顶:用木楔将顶接实背牢后再进行打锚杆(索)、联网工作。
七、永久支护工序及要求
1、顶板情况正常时掘二排锚二排,循环进度1.6米。
2、顶板破碎、遇构造时掘一排锚一排,循环进度0.8米,顶锚杆距煤头最大空顶距离
不超过1.2m。
3、工作面放炮前必须将顶锚杆、锚索(除最下部的一根帮锚杆)紧跟掘进迎头,够一
排距离必须打一排锚杆。最下部一根帮锚杆距掘进迎头最大距离不超过10米,顶板破碎、遇
构造时,锚杆锚索紧跟掘进迎头,够一排距离必须打一排,并根据情况加打锚索。
4、支护后工作面最大空顶距超过0.4m不够0.8m时采用临时支护。
5、为保证巷道工程质量,在每循环之前都要检查中腰线情况,如有偏差及时调整。
6、掘进迎头够一排(两排)距离后,人员在安全支护下用长柄工具敲帮问顶,处理顶
帮的活煤活肝,然后人员站在永久支护下(顶板破碎时,铺联好顶网)打好临时支护,竖好
钻机,打中部一根顶锚杆。
7、打其余顶锚杆并及时进行上托板拧紧螺丝。
8、及时打注加强锚索并带托盘预紧。
9、打帮锚杆、铺帮网、带托板贴紧煤帮,用气扳机拧紧螺丝。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工方法
1、110803运输巷掘进按腰线采用钻爆法进行掘进作业。
2、使用MQT型风动钻机及YT—28型风钻打眼、风煤钻打眼安装锚杆、锚索。
二、施工工艺流程
交接班一安全检查一打眼、爆破一敲帮问顶一临时支护一出肝一永久支护
1、交接班
了解上一班工作情况和处理上一班未处理完的工作。
2、安全检查:
检查工作面瓦斯、顶板、巷帮、支护、设备等安全情况。
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3、打眼、爆破:
巷道施工打眼使用YT-28型气腿式风钻,1〜5段毫秒电雷管,三级煤矿安全许用炸药,
KB-200型放炮器启爆。
4、敲帮问顶:
作业人员进入工作面前,班组长利用长柄工具站在完好支护下进行认真的敲帮问顶后,
并确认无异常时方可进入工作面进行下一工序作业。
5、临时支护:
作业人员站在工作台上,在锚网支护区将待上网片与前一排网联接,打设临时点柱,将
顶网托起。
6、永久支护:
按要求施工锚杆锚索。
二、巷道开口施工方法
1.巷道开口位置由矿测量人员在现场标定,矿测量人员应按设计要求延放好中线,并作
好标记,以确保工程质量。
2.开口掘进前,施工队必须在交叉口10m范围进行加固支护。
3.开口前应安设计要求安设局部通风机、接好风筒、准备好各种支护材料。
三、特殊地点的施工方式
1、遇断层施工方式:施工过程中如遇断层,过断层时另行编制过断层措施。
2、碉室施工方式:碉室施工采用钻爆法施工。
四、爆破作业:
(-)炮眼布置图及爆破说明书
为保证施工质量,采用爆破施工作业,预计炮眼利用率为85%,每循环进尺达到1.8m,
炮眼深度为2.0m,现场使用的YT-28型气腿式凿岩机能满足此要求。
巷道掘进采用正向装药、串联启爆、一次起爆方式进行启爆,炮眼布置图、爆破说明书、
正向装药结构详见附图。
附图3:炮眼布置图及爆破说明书
(二)放炮地点
放炮执行地点:设于110803运输巷内,并设岗警戒。
(三)警戒设置及撤人范围
⑴每次放炮前,由当班班长负责组织撤出工作面的所有作业人员到放炮执行地点,并设
岗警戒。
16
⑵在110803运输巷放炮执行地点(距离爆破点不小于100m),设岗警戒;
放炮后至少30min待工作面炮烟排除后,CH4浓度降至1.096以下、CO2浓度降至1.5%以
下时,由当班班长亲自或安排人撤岗。
(五)断电范围
放炮前切断110803运输巷及回风流内所有非本质安全型电气设备的电源,局扇风机电源
不能断电。
附图4:110803运输巷掘进放炮警戒示意图
第二节装载与运输
一、装岩方式
钻爆法施工巷道采用人工出渣,40T链板机转运至111202运输下山皮带;
二、运输方式
1、煤肝运输:通过人工装载,40T链板机转运至111202运输下山皮带机运输。
煤肝运输路线:掘进迎头煤肝(人工装运)一刮板运输机一111202运输下山皮带运输机
一转运至地面
2、材料运输:采用副斜井绞车把材料车放至五平车场后,人工将材料车推至110803运
输巷材料卸车点卸车后人工搬运。
材料运输路线:地面材料f副斜井绞车一五平车场一人工搬运至工作面。
3、后期材料运输安设辅助运输设备。
三、机电设备的安装及要求
1、刮板输送机要求:
(1)刮板输送机铺设要平、直、稳,连接环要带螺丝拧满扣,刮板、挡煤板必须上齐。
刮板方向正确,刮板链焊口方向背离中板。
(2)刮板输送机采用压柱固定时,机头、机尾压柱分别采用两根618cm以上优质圆木,
压柱打在实顶上,并有不小于10cm的梁窝,且用双股14#铅丝与锚梁拴好,或打2根在机头
(尾)两侧用锚链固定。
(3)刮板输送机与带式输送机配套使用时,刮板输送机机头要与皮带机尾通过设定的固
定装置使用螺栓固定成一体。搭接高度保证500nm1,没有固定装置时打压柱固定。
(4)巷道超高不能打压柱时,机头及机尾分别打注620X2000mm圆钢锚杆(配623*1000
mm螺纹钢药卷)与锚链配合固定(机头在机头架两侧靠近压耳处各打一根锚杆,与机头架槽
帮间距不超过10cm;机尾在尾槽两侧压耳前后分别打注两根,距槽帮不超过8cm,距压耳不
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超过20cm),锚杆必须根根测试拉拔力,且必须达50KN以上。机头打地锚固定时,使用锚
链横穿机头架下部穿过盘住压耳后两头分别穿入锚杆上托板拧螺丝固定。机尾在两侧各使用
一根锚链压在压耳上,两头分别穿入锚杆上托板拧螺丝固定。打地锚固定时,锚链必须撑紧,
上连接环时必须穿螺丝拧满扣。地锚托板使用150X100X10mm铁托板,锚杆要上降帽固定。
2、带式输送机要求:
(1)带式输送机必须使用综合保护,要保证托辑齐全,底皮带安装防跑偏辐,保证不跑
偏,保护设施齐全、可靠、灵敏。机头驱动部分要设完整可靠防护栏,防护栏用L2X2m钢
筋网。液力偶合器防爆片、易熔塞必须符合要求,不得用其它物件代替。带式输送机机头、
机尾均采用地锚或压柱固定。
(2)带式输送机机头前后20m范围要用不燃性材料支护,带式输送机机头、机尾按规定
各配备灭火器、沙箱,底皮带下及机尾的浮煤要及时清理。输送机信号位置:设置在输送机
机头司机操作侧巷帮。输送机信号规定:一声停,二声开,乱点为事故点,先点动两次再正
常启动,遇特殊情况必须语音核实,信号核实好后方可开机。
四、其它要求
1.皮带运输机的机头机尾采用打地锚的方式进行固定。
2.采用人工运料时运料人与运料人之间应相隔3m以上。
3.两人以上协同运料时应协调一致,放下材料时应口号统一。
4.运送支护材料应在掘进工作面在割煤期间其他无关人员运料,以提高工时利用。
5.运送材料必须使用专用的材料车进行装运。
附图5:运输路线示意图
第三节管线及轨道敷设
在掘进施工中,所敷设的风水管、电缆、监控线、风筒均按管线布置图中规定的位置吊
挂牢固整齐。
1.风水管路接头要严密,不得漏风、漏水。供风、供水管路使用DN80钢管,距工作面
20m范围内使用胶管;风水管走左帮,瓦斯管走右帮。
2.风筒、监控线:
风筒吊挂在巷道右帮靠顶靠帮处,监测线挂在电缆挂钩最上一钩内。风筒使用直径为6
800mm胶质柔性风筒,逢环必挂且不得漏风。
3.风管、水管距工作面掘进迎头距离不得超过20m。
4.铺轨要求:
采用22kg/m钢轨铺轨。
(1).单轨中心线偏差不大于设计值的±50mm。
18
(2).目视平顺,用
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